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1、?矿井开采?课程设计说明书姓 名：班 级：学 号：指导老师：日 期：年 月 日 目 录前言第一章 采区巷道布置第一节 采区储量与效劳年限 第二节 采区内的再划第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统 第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式确实定第二节 工作面合理长度确实定第三节 采煤工作面循环作业图表的编制附 表 前言一、目的 1、初步应用?矿井开采?课程所学的知识，通过课程设计加深对?矿井开采?课程的理解。2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打根底。二、设计题目三、课程设计
2、内容第一章 采区巷道布置第一节 区储量与效劳年限1、采区生产能力选定为150万t/a2、采区的工业储量、设计可采储量 (1) 采区的工业储量Zg=HL(m1+m2+m3) (公式1-1) 式中： Zg- 采区工业储量，万t； H- 采区倾斜长度，1000m； L- 采区走向长度，2100m； - 煤的容重 ，1.30t/m3； m1- K1煤层煤的厚度，为6.9米；m2- K2煤层煤的厚度，为3.0米；m3- K3煤层煤的厚度，为2.2米；Zg=10002100(6.9+3.0+2.2)1.3=3303.3万t/aZg1=100021006.91.3=1883.70万tZg2=10002100
3、3.01.3=819.00万tZg3=100021002.21.3=600.60万t (2) 设计可采储量 ZK=(Zg-p)C (公式1-2)式中：ZK- 设计可采储量, 万t； Zg- 工业储量，万t； p- 永久煤柱损失量，万t；C- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。本设计条件下取80%。Pm1=30221006.91.3+152(1000-302)6.91.3=138.32万tPm2=30221003.01.3+152(1000-302)3.01.3=73.34万t Pm3=30221002.21.3+1521000-302)2.21.3=52.17万tP
4、- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t；ZK1=( Zg1-p1) C1=(1883.70-183.32)0.75=1275.29万tZK2=( Zg2-p2) C2=(819.00-73.34)0.80=596.53万tZK3=( Zg3-p3) C3=(600.60-52.17)0.80=438.74万t(3)采区效劳年限T= ZK/AK (公式1-3)式中： T- 采区效劳年限，a; A- 采区生产能力，150万t； ZK- 设计可采储量，2315.7万t； K-储量备用系数，取1.3。T1= ZK1/AK=1275.29万t/(150万t 1.3)=6.54a T2=
5、 ZK2/AK=596.53万t/(150万t 1.3)=3.06aT3= ZK3/AK=438.74万t/(150万t 1.3)=2.25a T= T1+ T2 +T3 =11.85a ，取12年。 (4)、验算采区采出率1、对于K1厚煤层:C1=(Zg1-p1)/Zg1 -(公式1-4)式中： C1-采区采出率，% ； Zg1 - K1煤层的工业储量，万t ； p1 - K1煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg16% ； C1=(Zg1-p1)/Zg1 =100021006.91.3-30221006.91.3+152(1000-302)6.91.3/100021006.91.3= 92.6
6、6% 75%满足要求2、对于K2中厚煤层：C2=(Zg3-p3)/Zg3 (公式1-5)式中 ：C2-采区采出率，% ；Zg2-K2煤层的工业储量，万t ；P2- K2煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg24% ；C2=(Zg2-p2)/Zg2=100021003.01.3-30221003.01.3+152(1000-302)3.01.3/ 100021003.01.3= 91.05% 80%满足要求3、对于K3中厚煤层：C3=(Zg3-p3)/Zg3 (公式1-5)式中： C3-采区采出率，% ； Zg3-K3煤层的工业储量，万t ；P3 - K3煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg34% ；
7、C3 =(Zg3-p3)/Zg3=(100021002.21.3)-30221002.21.3+1521000-302)2.21.3/100021002.21.3 =91.31% 80%满足要求 第二节采区内的再划1、确定工作面长度放顶煤工作面长度确实定应主要考虑顶煤破碎、顶煤放出和减少煤炭损失等三个因素的影响。顶煤破碎主要取决于支承压力及顶板活动的作用，由工作面长度对支承压力及矿压显现的影响分析可知，工作面长度不得少于80m，但工作面长度大于200m以后，其变化趋于缓和。合理的工作面长度应是在一个生产班内能将工作面内的顶煤全部放完。据此原那么，工作面长度可以用以下式表示：L=n(T/t)B=
8、175m式中：L-工作面长度，m； n-同时放煤支架数； T-每班工作时间，min; t-每架支架放煤所需时间，min; B-支架宽度，m; -每班工作时间利用率。取：n=2, B=1.5m, T=300min , t= 5min2、确定采区内工作面数目回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁法开采。工作面数目： N=(L-S0)/(l+l0) (公式1-4)式中：L - 煤层倾斜方向长度(m)；S0 - 采区边界煤柱宽度(m)；l - 工作面长度(m)；l0 - 回采巷道宽度，因采用综采，故 l0取5(m)。 N=(1000-302)/(175+10) =5.08，取5.3、工作
9、面生产能力Qr = A/T1.1 (公式1-5)式中：A-采区生产能力，150万t/a ；Qr -工作面生产能力，万t ；T-每年正常工作日，330天。故： Qr = A/T1.1 =150/3301.1 =4132.23 t4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为150万t/a,且工作面生产能力为4132.23t。目前开采准备系统的开展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区内一个工作面生产。以K1煤层为例,5个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序区段1001002区段2001002区段3001002区段4001002区段50010
10、02图1 K1工作面接替顺序图对于K1布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。K1煤层：区段1001-002区段2001-002区段3001-002区段4001-002区段5001-002(说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。)第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统1、完善开拓巷道为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，在第一开采水平中，把为该采区效劳的运输大巷和回风大巷均布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中，两巷水平间距相距961.26m 。2确定巷道布置系统及采区布置方案分析比拟 首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，煤层
11、赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置图1所示工作面接替顺序，就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。 确定采区巷道布置系统，采区内有3层煤，每一层都布置5个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比拟：方案一：两条岩石上山在距K3煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉；石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平
12、巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大。 方案二：一煤一岩上山在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在K3煤层中布置另一条轨道上山，石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。经济技术比拟：表1-1 巷道硐室掘进费用方案工程名称方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)15781.21000189.3612841.21000154.08联络巷(m)11521.254.42430.09-合计27301461.22219.45-154.08表1-2 巷道及硐室维护费方案工程名称方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)401.210002096.00901.2100020216.00联络巷(m)801.254.4242041.79-合计12029224.32
